RU1775488C

RU1775488C - Vanadium melting method

Info

Publication number: RU1775488C
Application number: SU914907683A
Authority: RU
Inventors: Николай Григорьевич Гладышев; Геннадий Сергеевич Колганов; Игорь Станиславович Кошелев; Евгений Нектарьевич Ивашина
Original assignee: Научно-производственное объединение "Тулачермет"
Priority date: 1991-01-31
Filing date: 1991-01-31
Publication date: 1992-11-15

Abstract

Использование: в черной металлургии. Сущность изобретени : обогащенный ванадиевый шлак с отношением ванади к железу 1-1,5 металлотермическим способом восстанавливают, сливают отвальный шлак и рафинируют промежуточный сплав от кремни , титана и алюмини обогащенным ванадиевым шлаком с отношением ванади к железу 3,5-7.. 1 табл.Usage: in the steel industry. The inventive enriched vanadium slag with a ratio of vanadium to iron 1-1.5 metallothermally restore, drain the slag and refine the intermediate alloy from silicon, titanium and aluminum enriched vanadium slag with a ratio of vanadium to iron 3.5-7 .. 1 table .

Description

Изобретение относитс к черной металлургии , конкретно к способам получени ва- надийсодержащих ферросплавов,The invention relates to ferrous metallurgy, and specifically to methods for producing vanadium-containing ferroalloys,

Силикоалюмотермический способ получени феррованади включает два восстановительных и один рафинированный периоды плавки в дуговой электропечи с магнезитовой футеровкой.The silicoaluminothermic method for producing ferrovanadium involves two reducing and one refined melting periods in an electric arc furnace with magnesite lining.

Недостаток этого способа заключаетс в повышенном расходе дорогого и дефицитного технического пентоксида ванади , что значительно снижает коэффициент сквозного извлечени ванади от конвертерного ванадиевого шлака до феррованади , значение которого находитс на уровне 70- 71%.The disadvantage of this method is the increased consumption of expensive and scarce technical vanadium pentoxide, which significantly reduces the coefficient of through extraction of vanadium from converter vanadium slag to ferrovanadium, the value of which is at the level of 70-71%.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату изобретению вл етс способ выплавки ванадиевых сплавов, включающий обогащение конвертерного ванадиевого шлака углеродом с достижением отношени ванади к железу в обогащенном шлаке 1,0-1,5, металлотерми- ческое восстановление обогащенного шлака с получением промежуточного ванадиевого сплава, содержащего 20-26% ванади , 10-15% марганца, 2-4% хрома, 14-18% кремни , 3-6% титана и последующее рафинирование промежуточного сплава от кремни , титана и алюмини тем же обогащенным шлаком до получени феррованади , содержащего 26-34% ванади , 14-18% марганца и 4-6% хрома.The closest in technical essence and the achieved result of the invention is a method of smelting vanadium alloys, comprising enriching the converter vanadium slag with carbon to achieve a ratio of vanadium to iron in the enriched slag of 1.0-1.5, metallothermal reduction of the enriched slag to obtain an intermediate vanadium alloy containing 20-26% vanadium, 10-15% manganese, 2-4% chromium, 14-18% silicon, 3-6% titanium and the subsequent refinement of the intermediate alloy from silicon, titanium and aluminum with the same enriched slag m to obtain a ferrovanadium containing 26-34% vanadium, 14-18% manganese and 4-6% chromium.

Этот способ устран ет недостатки, присущие предыдущему способу получени феррованади , увеличива сквозной коэффициент извлечени ванади на 10%.This method eliminates the disadvantages inherent in the previous method for producing ferrovanadium by increasing the through vanadium recovery factor by 10%.

Цель изобретени - увеличени содержани ванади в сплаве.The purpose of the invention is to increase the content of vanadium in the alloy.

Сущность изобретени заключаетс в следующем.The invention is as follows.

Провод т металлотермическое восстановление обогащенного ванадиевого шлака и рафинирование промежуточного ванадиевого сплава от кремни , титана, алюмини обогащенным ванадиевым шлаком, дл рафинировани промежуточного ванадиевого сплава используют обогащенный ванадиеЁMetallothermal reduction of the enriched vanadium slag and refinement of the intermediate vanadium alloy from silicon, titanium, and aluminum with enriched vanadium slag are carried out; enriched vanadium alloy is used to refine the intermediate vanadium alloy

VIVI

V4 СЛ 4 00 00V4 SL 4 00 00

вый шлак с отношением ванади к железу 3,5-7,0.high slag with the ratio of vanadium to iron 3.5-7.0.

Известен способ получени железова- надиевых сплавов, в котором на рафинированной стадии плавки используют тот же обогащенный ванадиевый шлак, что и на восстановительной стадии плавки, а именно шлак с отношением ванади к железу в пределах 0,5-3,0.There is a known method for producing iron-nadium alloys in which the same enriched vanadium slag is used in the refined melting stage as in the reduction melting stage, namely, slag with a vanadium to iron ratio in the range of 0.5-3.0.

При использовании дл рафинировани промежуточного сплава обогащенного ванадиевого шлака с отношением (Y:Fe) 3,5, даже при максимальной 1,5 степени обогащени на первой стадии плавки конечный сплав содержит менее 38% ванади , т.е. удаетс получить феррованадий с базовым содержанием ванади .When using enriched vanadium slag with a ratio (Y: Fe) of 3.5 for refining the intermediate alloy, even with a maximum degree of enrichment of 1.5 at the first stage of smelting, the final alloy contains less than 38% vanadium, i.e. it is possible to obtain ferrovanadium with a basic vanadium content.

С увеличением отношени ванади к железу в используемом дл рафинировани промежуточного сплава обогащенного шлаком более 3,5 содержание ванади в конечном сплаве повышаетс . При значении отношени более 7 содержание ванади в конечном сплаве увеличиваетс незначительно , и получение глубоко обогащенного ванадиевого шлака св зано со значительным переходом ванади в попутный металл в процессе обогащени шлака.With an increase in the ratio of vanadium to iron used in the refining of the intermediate alloy enriched with slag of more than 3.5, the content of vanadium in the final alloy increases. With a ratio of more than 7, the vanadium content in the final alloy increases slightly, and the production of deeply enriched vanadium slag is associated with a significant transition of vanadium to the associated metal in the process of slag enrichment.

Величина оптимального отношени ванади к железу в обогащенном шлаке, используемом на второй стадии плавки дл рафинировани промежуточного сплава, определена экспериментально, данные приведены в таблице.The value of the optimal ratio of vanadium to iron in the enriched slag used in the second stage of smelting to refine the intermediate alloy is determined experimentally, the data are shown in the table.

Из приведенных в таблице данных следует , что отношение ванади к железу в обо- гащенномм шлаке, используемом дл рафинировани промежуточного сплава, равное 3,5-7, вл етс оптимальным. При отношении менее 3,5 не удаетс получить феррованадий с базовым (38%) содержанием ванади . При отношении более 7 содержание ванади в сплаве увеличиваетс незначительно. Кроме того, по сравнению с известным способом достигаетс увеличение содержани ванади в сплаве с 26-34 до 29,6-39,9%, т.е. нп 3,6-5,9% (абс.).From the data in the table it follows that the ratio of vanadium to iron in the enriched slag used to refine the intermediate alloy, equal to 3.5-7, is optimal. At a ratio of less than 3.5, it is not possible to obtain ferrovanadium with a basic (38%) vanadium content. With a ratio of more than 7, the vanadium content in the alloy increases slightly. In addition, in comparison with the known method, an increase in the vanadium content in the alloy is achieved from 26-34 to 29.6-39.9%, i.e. NP 3.6-5.9% (abs.).

Пример осуществлени предлагаемого способа выплавки ванадиевых сплавов в дуговой электропечи типа ДС-6Н1 с магнезитовой футеровкой и мощностью транс- Форматора 4000 кВА.An example of the proposed method for smelting vanadium alloys in an electric arc furnace of the DS-6H1 type with magnesite lining and a transformer capacity of 4000 kVA.

На стадии металлотермического восстановлени использовали обогащенный ванадиевый шлак, содержаний, мас.%: 5-8,2 Реобщ. 13,67-14,65 Y.05; 29.88-30,15 СаО; 19,7-22,0 SI02; 7,07-8,48 МпО; 6,10-9,12 МдО; 1,58-1.88 СгаОз; 5,30-7,72 TI02: 1,8- 1,75 AlzOa, с соотношением (Y:Fe) 1-1,5At the stage of metallothermal reduction, enriched vanadium slag was used, contents, wt.%: 5-8,2 Req. 13.67-14.65 Y.05; 29.88-30.15 CaO; 19.7-22.0 SI02; 7.07-8.48 MnO; 6.10-9.12 MdO; 1.58-1.88 CgA3; 5.30-7.72 TI02: 1.8-1.75 AlzOa, with a ratio of (Y: Fe) 1-1.5

соответственно при 14,65% YaOs. 8,2% Реобщ и 18,67% Y20s, 5,1% Ре0бщrespectively, at 14.65% YaOs. 8.2% Real and 18.67% Y20s, 5.1% Re0

В печь загружали за два приема 5-6,25 т шлака приведенного химического состава,5-6.25 tons of slag of reduced chemical composition were loaded into the furnace in two doses

4,65-4,9 т извести и 1.1-1,2 т 75%-ного ферросилици .4.65-4.9 tons of lime and 1.1-1.2 tons of 75% ferrosilicon.

После расплавлени , обработки расплава гранулированным алюминием в количестве 60 кг/т промежуточного ванадиевогоAfter melting, processing the melt with granular aluminum in an amount of 60 kg / t of intermediate vanadium

сплава, содержащего 21,7-24,1% Y, 14,5- 17,8% SI, 15,5-17,2% Мп, 2,4-3.0 Сг, 5,2- 6,4% TI и около 10 т сливного отвального шлака, содержащего 58,6-59,9% СаО, 29,3- 30,0 SI02, 0,4-0,7 МпО, 7,4-9,4 МдО; 0,50 ,7% CRaOa, 1,35-2% TI02,0,18-0,23% Y20s. После слива отвального шлака стадии металлотермического восстановлени обогащенного ванадиевого шлака с отношением ванади к железу 1,0-1,5 производилиalloy containing 21.7-24.1% Y, 14.5-17.8% SI, 15.5-17.2% Mn, 2.4-3.0 Cg, 5.2-6.4% TI and about 10 tons of waste dump slag containing 58.6-59.9% CaO, 29.3-30.0 SI02, 0.4-0.7 MnO, 7.4-9.4 MdO; 0.50, 7% CRaOa, 1.35-2% TI02.0.18-0.23% Y20s. After the dump slag was drained, the metallothermal reduction stage of enriched vanadium slag with a vanadium to iron ratio of 1.0-1.5 was performed

рафинирование промежуточного сплава обогащенным ванадиевым шлаком с отношением ванади к железу в пределах 3,5-7. Шлак дл рафинировани содержал, мас.%: 1,21-2,14 Ре0бЩ; 13.29-15,17 У20б;refinement of the intermediate alloy with enriched vanadium slag with a ratio of vanadium to iron in the range of 3.5-7. The slag for refining contained, wt.%: 1.21-2.14 ReObSCh; 13.29-15.17 U20b;

26,47-30,29 СаО; 16,8-25,6 SI02; 5.97-7,98 МпО; 7,12-10,8 МдО; 1.64-2,4 Сг20з; 5,66- 7,12;ТЮ2; 1,23-1,68 А1гОз.26.47-30.29 CaO; 16.8-25.6 SI02; 5.97-7.98 MnO; 7.12-10.8 MdO; 1.64-2.4 Cr20z; 5.66-7.12; TU2; 1.23-1.68 A1gOz.

Отношение (Y:Fe) составл ло 3,5 при содержании в шлаке 2,13 Реобщ и 13,29% Y20sThe ratio (Y: Fe) was 3.5 with a slag content of 2.13 Real and 13.29% Y20s

и 7 при i.21 Реобщ и 15,17% Y20s.and 7 for i.21 Real and 15.17% Y20s.

Промежуточный сплав, содержащий 21,7% Y; 14,5% SI; 17,20 Мп; 2,4% Сг; 6,4% TI, рафинировали шлаком с отношением (Y:Fe) 3,5.An intermediate alloy containing 21.7% Y; 14.5% SI; 17.20 megapixels; 2.4% Cr; 6.4% TI, refined with slag with a ratio (Y: Fe) of 3.5.

Промежуточный сплав, содержащий 24,1% Y; 17,9% Si; 15,5% Мп; 3,0 Сг; 5,9% TI, рафинировали шлаком с отношением (Y:Pe) 7,0.An intermediate alloy containing 24.1% Y; 17.9% Si; 15.5% Mp; 3.0 Cg; 5.9% TI, refined with slag with a ratio (Y: Pe) of 7.0.

В печь вводили 5800-6200 кг обогащенного ванадиевого шлака и 3000-3200 кг извести . После ввода каждой очередной порции материалов производили перемешивание ванны путем продувки расплава азотом.5800-6200 kg of enriched vanadium slag and 3000-3200 kg of lime were introduced into the furnace. After entering each next portion of the materials, the bath was stirred by blowing the melt with nitrogen.

После рафинировани получали: 2,3-2,5 т сплава, содержащего 29,6-39,9% Y; 16,5- 18% Мп; 1,5% SI; 0,5% TI: 0,5% С; 3,5-4% Сг и 8,2-8,6 т рафинированного шлака, содержащего 2,3-2-6% Y20s.After refining, the following was obtained: 2.3-2.5 tons of an alloy containing 29.6-39.9% Y; 16.5-18% MP; 1.5% SI; 0.5% TI: 0.5% C; 3.5-4% Cr and 8.2-8.6 tons of refined slag containing 2.3-2-6% Y20s.

По сравнению с известным способом выплавка ванадиевых сплавов предлагаемым способ обеспечивает получение сплава с более высоким, в среднем на 4,75%, содержанием ванади .Compared with the known method of smelting vanadium alloys, the proposed method provides an alloy with a higher, on average 4.75%, vanadium content.

Получение обогащенного шлака с отношением ванади к железу в пределах 3,5-7 по сравнению с получением обогащенного шлака с отношением ванади к железу в пределах 1-1,5, обусловливает увеличениеObtaining enriched slag with a ratio of vanadium to iron in the range of 3.5-7 compared with obtaining enriched slag with a ratio of vanadium to iron in the range of 1-1.5, causes an increase

условно-посто нных расходов по пределу вfixed costs for the limit in

среднем на 40% или 165 0,4 66 руб/т обогащенного шлака.an average of 40% or 165 0.4 66 rubles / ton of enriched slag.

Claims

The method of smelting vanadium alloys, including metallothermic reduction of enriched vanadium slag

draining the dump slag and refining the intermediate alloy from silicon, titanium and aluminum with enriched vanadium slag, characterized in that, in order to increase the vanadium content in the alloy, enriched vanadium slag is used to refine the intermediate alloy

with the ratio of vanadium to iron 1.0-1.5, with the ratio of vanadium to iron 3.5-7.0.

The numerator is when using enriched vanadium slag with the ratio (Y: Fe) 1 at the first stage of melting, the denominator is the same with the ratio (Y: Fe) of 1.5.